CN109701750B - 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法 - Google Patents

一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法 Download PDF

Info

Publication number
CN109701750B
CN109701750B CN201910162013.1A CN201910162013A CN109701750B CN 109701750 B CN109701750 B CN 109701750B CN 201910162013 A CN201910162013 A CN 201910162013A CN 109701750 B CN109701750 B CN 109701750B
Authority
CN
China
Prior art keywords
copper
concentration
nickel
ore pulp
concentrate
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN201910162013.1A
Other languages
English (en)
Other versions
CN109701750A (zh
Inventor
彭再华
罗仙平
陈文军
王鹏程
刘波
李秀江
应积业
田贵有
罗志强
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Xinjiang Ruilun Mining Co ltd
Western Mining Co Ltd
Original Assignee
Xinjiang Ruilun Mining Co ltd
Western Mining Co Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Xinjiang Ruilun Mining Co ltd, Western Mining Co Ltd filed Critical Xinjiang Ruilun Mining Co ltd
Priority to CN201910162013.1A priority Critical patent/CN109701750B/zh
Publication of CN109701750A publication Critical patent/CN109701750A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN109701750B publication Critical patent/CN109701750B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法,流程包括混合精矿浓缩、再磨、脱药、铜镍分离、铜精选、铜扫选等步骤,本发明针对铜镍混合精矿脱药效果差,分离困难,导致铜、镍精矿互含严重,又达不到混合精矿的标准,影响精矿质量的问题,开发了铜镍混合精矿高效的脱药方法,最大程度地脱除残留药剂,提高铜镍矿物的分离效果,得到合格的单一铜精矿和镍精矿,显著改善了铜矿物与镍矿物的分选效率及精度;围绕使伴生金、银最大限度的富集在铜精矿中的问题,开发了铜镍低碱度分离的选矿方法,避免高碱条件下对金、银的回收带来的不利影响,使得铜精矿中的伴生金、银达到计价标准。

Description

一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法
技术领域
本发明涉及有色金属矿物选矿技术领域,尤其涉及一种从铜镍混合精矿中回收金、银的选矿方法。
背景技术
随着经济的不断发展,我国对金、银等贵金属的需求也越来越多,金、银来源中有一大部分是随着硫化矿资源综合回收而来。据不完全统计,全世界从有色金属矿产资源中回收伴生金的产量约占金总产量的10%,而伴生银的产量约占银总产量的90%。我国硫化矿资源中有大量伴生金、银等贵金属,据统计,我国伴生金储量占全国金矿总储量的33.5%,伴生银矿保有储量62319t,占全国银总储量的59.6%。大部分硫化矿中金、银的品位偏低,导致精矿中的金、银品位达不到计价标准,加上有色金属企业对伴生金银资源的回收重视不够,影响企业经济效益。国内铜镍矿山企业中,大部分矿山都属于高镍低铜矿石,原矿中铜品位偏低,铜基本都富集在镍精矿中,得到铜镍混合精矿,混合精矿中金、银品位低,达不到计价标准。因此研究如何使得铜镍矿石中的伴生金、银达到计价标准的工艺,以既实现矿产资源综合利用,提高企业经济效益,又减少污染、保护环境、促进矿山企业的可持续性发展,成为业界亟待解决的问题。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对现有技术的缺陷,提供一种可实现铜镍矿物的高效分离,使得伴生金、银最大限度的富集在铜精矿中,达到计价标准的从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法。
为解决上述技术问题,本发明采用如下技术方案:一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法,其特征在于:选矿方法按以下步骤进行,
(1)铜镍混合精矿矿浆浓缩:将铜镍混合精矿矿浆进行浓缩,得到浓缩后的矿浆,浓缩前的矿浆浓度为15%,浓缩后矿浆浓度为50%;
(2)铜镍混合精矿磨矿:将铜镍混合精矿磨细,得到磨矿矿浆;
(3)消泡:将步骤(2)得到的磨矿矿浆进行强烈搅拌,同时用高压水枪进行消泡,将泡沫完全冲碎;
(4)脱药:往步骤(3)得到的完全冲碎泡沫的矿浆中加入活性炭和硫化钠,进行强烈搅拌,得到脱药后的矿浆;
(5)铜镍分离粗选:将步骤(4)得到的脱药后的矿浆进行铜镍分离粗选,得到铜粗精矿和铜镍分离粗选尾矿,往脱药后的矿浆中加入调整剂石灰为500~1000g/t、抑制剂CaCl2 为300~500g/t、Ca(ClO)2 为300~400g/t、捕收剂Z-200 为40~60g/t、起泡剂为10~20g/t;
(6)铜精选:将步骤(5)得到的铜镍分离粗选尾矿进行三次扫选,得到镍精矿,第一次扫选中矿返回到粗选,第二次扫选中矿返回到第一次扫选,第三次扫选中矿返回到第二次扫选;其中第一次扫选捕收剂Z-200用量为15~20 g/t;第二次扫选捕收剂Z-200用量为10~15 g/t;第三次扫选捕收剂Z-200用量为5~10 g/t;
(7)铜精选:将步骤(5)得到的铜粗精矿进行铜精选五次,得到铜精矿,第一次精选中矿返回到粗选,第二次精选中矿返回到第一次精选,第三次精选中矿返回到第二次精选,第四次精选中矿返回到第三次精选,第五次精选中矿返回到第四次精选;其中,第一次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为250~350 g/t和200~250 g/t;第二次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为200~250 g/t和100~150 g/t;第三次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为150~200 g/t和50~100 g/t;第四次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为100~150 g/t和30~50 g/t;第五次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为80~100 g/t和20~40 g/t。
在步骤(1)中,将铜镍混合精矿矿浆进行浓缩,得到浓缩后的矿浆,浓缩前的矿浆浓度为15%,浓缩后矿浆浓度为50%。
在步骤(2)中,铜镍混合精矿的磨矿细度为-0.074mm粒度级别的矿石占总矿石质量百分数为85%~90%。
本发明的有益效果为:第一,针对铜镍混合精矿脱药效果差,分离困难,导致铜、镍精矿互含严重,又达不到混合精矿的标准,影响精矿质量的问题,本发明开发了铜镍混合精矿高效的脱药方法,最大程度地脱除残留药剂,提高铜镍矿物的分离效果,得到合格的单一铜精矿和镍精矿,显著改善了铜矿物与镍矿物的分选效率及精度;
第二,围绕使伴生金、银最大限度的富集在铜精矿中的问题,开发了铜镍低碱度分离的选矿方法,避免高碱条件下对金、银的回收带来的不利影响,使得铜精矿中的伴生金、银达到计价标准,提高企业的经济效益,同还具有良好的社会效益。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合图1通过具体实施例对本发明做进一步说明:
实施例1,本实施例中混合精矿含铜2.69%、含镍6.27%、含金0.37g/t、含银13.33g/t,金银均未达到计价标准。
选矿过程按以下步骤进行:
(1)铜镍混合精矿矿浆的浓缩:将铜镍混合精矿矿浆进行浓缩,得到浓缩后的矿浆,浓缩前的矿浆浓度为15%,浓缩后矿浆浓度为50%;
(2)铜镍混合精矿的磨矿:将铜镍混合精矿磨细,得到磨矿矿浆,磨矿细度为-0.074mm粒度级别的矿石占总矿石质量百分数为85%~90%;
(3)消泡:将步骤(2)得到的磨矿矿浆进行强烈搅拌,同时用高压水枪进行消泡,将泡沫完全冲碎;
(4)脱药:往步骤(3)得到的完全冲碎泡沫的矿浆中加入活性炭和硫化钠,进行强烈搅拌,得到脱药后的矿浆;
(5)铜镍分离粗选:将步骤(4)得到的脱药后的矿浆进行铜镍分离粗选,得到铜粗精矿和铜镍分离粗选尾矿,往脱药后的矿浆中加入调整剂石灰800g/t(加入调整剂石灰1000 g/t具有相同的效果)、抑制剂CaCl2为500g/t(加入量为400g/t具有相同的效果)、Ca(ClO)2(漂白粉)为400g/t(360g/t亦可)、捕收剂Z-200为60g/t,起泡剂为10g/t;
(6)铜精选:将步骤(5)得到的铜镍分离粗选尾矿进行三次扫选,得到镍精矿,第一次扫选中矿返回到粗选,第二次扫选中矿返回到第一次扫选,第三次扫选中矿返回到第二次扫选,其中第一次扫选捕收剂Z-200用量为20 g/t;第二次扫选捕收剂Z-200用量为15 g/t;第三次扫选捕收剂Z-200用量为10 g/t;
(7)铜精选:将步骤(5)得到的铜粗精矿进行铜精选五次,得到铜精矿,第一次精选中矿返回到粗选,第二次精选中矿返回到第一次精选,第三次精选中矿返回到第二次精选,第四次精选中矿返回到第三次精选,第五次精选中矿返回到第四次精选;其中,第一次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为350 g/t(300g/t亦可)和250 g/t(230g/t亦可),第二次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为200g/t(230g/t亦可)和150 g/t(130g/t亦可),第三次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2和Ca(ClO)2用量分别为200 g/t(180g/t亦可)和100 g/t(80g/t亦可),第四次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为150 g/t(120g/t亦可)和50 g/t,第五次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为100 g/t和40 g/t。
选矿试验结果如下表1所示:
表1 浮选试验指标(%)
Figure DEST_PATH_IMAGE002AAAA
注:*单位为g/t。
实施例2,本实施例中,混合精矿含铜3.51%、含镍5.75%、含金0.42g/t、含银14.27g/t,铜品位较高,金银均未达到计价标准。针对该矿石性质,可以考虑回收部分铜矿物,最终得到铜精矿和铜镍混合精矿,这样可以使得镍精矿中的铜仍能达到计价标准。
按以下步骤进行:
(1)铜镍混合精矿矿浆的浓缩:将铜镍混合精矿矿浆进行浓缩,得到浓缩后的矿浆,浓缩前的矿浆浓度为15%,浓缩后矿浆浓度为50%;
(2)铜镍混合精矿的磨矿:将铜镍混合精矿磨细,得到磨矿矿浆,磨矿细度为-0.074mm粒度级别的矿石占总矿石质量百分数为85%~90%;
(3)消泡:将步骤(2)得到的磨矿矿浆进行强烈搅拌,同时用高压水枪进行消泡,将泡沫完全冲碎;
(4)脱药:将步骤(3)得到的完全冲碎泡沫的矿浆中加入活性炭和硫化钠,进行强烈搅拌,得到脱药后的矿浆;
(5)铜镍分离粗选:将步骤(4)得到的脱药后的矿浆进行铜镍分离粗选,得到铜粗精矿和铜镍分离粗选尾矿,脱药后的矿浆中加入调整剂石灰为500g/t、抑制剂CaCl2 为300g/t、Ca(ClO)2 为300g/t,捕收剂Z-200 为40g/t、起泡剂为20g/t;
(6)铜精选:将步骤(5)得到的铜镍分离粗选尾矿进行三次扫选,得到镍精矿,第一次扫选中矿返回到粗选,第二次扫选中矿返回到第一次扫选,第三次扫选中矿返回到第二次扫选,其中第一次扫选捕收剂Z-200用量为15 g/t;第二次扫选捕收剂Z-200用量为10 g/t;第三次扫选捕收剂Z-200用量为5 g/t;
(7)铜精选:将步骤(5)得到的铜粗精矿进行铜精选五次,得到铜精矿,第一次精选中矿返回到粗选,第二次精选中矿返回到第一次精选,第三次精选中矿返回到第二次精选,第四次精选中矿返回到第三次精选,第五次精选中矿返回到第四次精选;其中,第一次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为250 g/t和200 g/t,第二次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为200 g/t和100 g/t,第三次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为150 g/t和50 g/t,第四次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为100 g/t和30 g/t,第五次精选保证矿浆pH值在8-9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为80 g/t和20 g/t。
选矿试验结果如下表2所示:
表2:浮选试验指标(%)
Figure 423290DEST_PATH_IMAGE004
注:*单位为g/t。
采用该发明,可以得到铜精矿和铜镍混合精矿,铜精矿中的金、银可以达到计价标准,混合精矿中铜也可以达到计价标准,没有造成资源的浪费。
以上已将本发明做一详细说明,以上所述,仅为本发明之较佳实施例而已,当不能限定本发明实施范围,即凡依本申请范围所作均等变化与修饰,皆应仍属本发明涵盖范围内。

Claims (3)

1.一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法,其特征在于:选矿方法按以下步骤进行,
(1)铜镍混合精矿矿浆浓缩:将铜镍混合精矿矿浆进行浓缩,得到浓缩后的矿浆,浓缩前的矿浆浓度为15%,浓缩后矿浆浓度为50%;
(2)铜镍混合精矿磨矿:将铜镍混合精矿磨细,得到磨矿矿浆;
(3)消泡:将步骤(2)得到的磨矿矿浆进行强烈搅拌,同时用高压水枪进行消泡,将泡沫完全冲碎;
(4)脱药:往步骤(3)得到的完全冲碎泡沫的矿浆中加入活性炭和硫化钠,进行强烈搅拌,得到脱药后的矿浆;
(5)铜镍分离粗选:将步骤(4)得到的脱药后的矿浆进行铜镍分离粗选,得到铜粗精矿和铜镍分离粗选尾矿,往脱药后的矿浆中加入调整剂石灰为500~1000g/t、抑制剂CaCl2为300~500g/t、Ca(ClO)2 为300~400g/t、捕收剂Z-200 为40~60g/t、起泡剂为10~20g/t;
(6)铜精选:将步骤(5)得到的铜镍分离粗选尾矿进行三次扫选,得到镍精矿,第一次扫选中矿返回到粗选,第二次扫选中矿返回到第一次扫选,第三次扫选中矿返回到第二次扫选;其中第一次扫选捕收剂Z-200用量为15~20 g/t;第二次扫选捕收剂Z-200用量为10~15 g/t;第三次扫选捕收剂Z-200用量为5~10 g/t;
(7)铜精选:将步骤(5)得到的铜粗精矿进行铜精选五次,得到铜精矿,第一次精选中矿返回到粗选,第二次精选中矿返回到第一次精选,第三次精选中矿返回到第二次精选,第四次精选中矿返回到第三次精选,第五次精选中矿返回到第四次精选;其中,第一次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为250~350 g/t和200~250 g/t;第二次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为200~250 g/t和100~150 g/t;第三次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为150~200g/t和50~100 g/t;第四次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为100~150 g/t和30~50 g/t;第五次精选保证矿浆pH值在8~9,抑制剂CaCl2 和Ca(ClO)2用量分别为80~100 g/t和20~40 g/t。
2.根据权利要求1所述的从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法,其特征在于:在步骤(1)中,将铜镍混合精矿矿浆进行浓缩,得到浓缩后的矿浆,浓缩前的矿浆浓度为15%,浓缩后矿浆浓度为50%。
3.根据权利要求1所述的从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法,其特征在于:在步骤(2)中,铜镍混合精矿的磨矿细度为-0.074mm粒度级别的矿石占总矿石质量百分数为85%~90%。
CN201910162013.1A 2019-03-05 2019-03-05 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法 Active CN109701750B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910162013.1A CN109701750B (zh) 2019-03-05 2019-03-05 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910162013.1A CN109701750B (zh) 2019-03-05 2019-03-05 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN109701750A CN109701750A (zh) 2019-05-03
CN109701750B true CN109701750B (zh) 2021-02-05

Family

ID=66266138

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201910162013.1A Active CN109701750B (zh) 2019-03-05 2019-03-05 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN109701750B (zh)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111545340A (zh) * 2020-04-24 2020-08-18 金川集团股份有限公司 一种低药剂消耗的铜镍混合精矿铜镍分离的方法
CN112575190B (zh) * 2020-11-24 2022-09-02 金川集团股份有限公司 一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1073468C (zh) * 1998-06-09 2001-10-24 北京矿冶研究总院 一种硫化铜镍矿的浮选方法
CN101972705B (zh) * 2010-11-05 2013-02-06 江西理工大学 一种铜镍矿的选矿方法
CN101985113B (zh) * 2010-12-01 2013-03-06 江西理工大学 一种铜镍硫化矿的选矿方法
CN104069953A (zh) * 2013-03-29 2014-10-01 沈阳铝镁设计研究院有限公司 一种简易的水力消泡装置及方法
CN104162480B (zh) * 2014-07-24 2016-08-10 江西理工大学 一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法
CN104772218B (zh) * 2015-04-22 2017-12-01 昆明冶金研究院 一种铜铅混合精矿的浮选分离工艺
CN204699841U (zh) * 2015-05-21 2015-10-14 山东华联矿业股份有限公司 选矿浮选工艺脱药系统
CN105435953B (zh) * 2015-11-18 2018-02-13 西北矿冶研究院 一种含钼低品位混合铜矿石的选矿方法
CN106733221B (zh) * 2016-12-02 2019-08-23 武汉理工大学 用于选矿浮选的脱水脱药脱泥工艺

Also Published As

Publication number Publication date
CN109701750A (zh) 2019-05-03

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102698875B (zh) 一种复杂铜锌硫多金属矿选矿工艺
WO2021037242A1 (zh) 一种低碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法
CN110586330A (zh) 从微细粒选铁尾矿中回收微细粒云母的浮选工艺
CN110369122B (zh) 一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法
CN112474030B (zh) 一种硫化铜镍矿的选矿方法
CN109954590B (zh) 一种从低品位金矿中浮选回收金的方法
CN109174467A (zh) 一种硫化铅锌矿物浮选分离的方法
CN111686925B (zh) 一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺
CN110237938B (zh) 一种浮选试剂和钼铋硫多金属硫化矿的浮选分离方法
CN111905932A (zh) 一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法
CN109701750B (zh) 一种从铜镍混合精矿中回收金银的选矿方法
CN112156894B (zh) 一种从火山岩型铀矿石中浮选铀矿物的方法
CN111530639B (zh) 一种微细粒氧化锌矿铜氨络合物梯级活化-强化硫化浮选方法
CN114247559A (zh) 一种锂矿石回收无尾化选矿方法
CN112575190B (zh) 一种复杂难选镍铜精矿铜镍分离的选矿方法
CN111570081B (zh) 一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿利用方法
CN112718233A (zh) 一种从铜转炉渣中综合回收铜矿物和铁矿物的方法
CN114643133B (zh) 一种非均匀分布的硫化铜镍尾矿的选矿方法
CN103464281A (zh) 高碳高硫脆硫锑铅矿的回收方法
CN116213122A (zh) 一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法
CN110586335A (zh) 一种高碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法
CN112221719B (zh) 一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法
CN113351360B (zh) 一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法
CN115301398A (zh) 一种铀铍矿选矿分离富集方法
CN112122007B (zh) 一种可提高铜精矿中伴生金银含量的浮选药剂以及方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant